SU501081A1 - The method of separation of metal and slag - Google Patents
The method of separation of metal and slagInfo
- Publication number
- SU501081A1 SU501081A1 SU2003600A SU2003600A SU501081A1 SU 501081 A1 SU501081 A1 SU 501081A1 SU 2003600 A SU2003600 A SU 2003600A SU 2003600 A SU2003600 A SU 2003600A SU 501081 A1 SU501081 A1 SU 501081A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- metal
- ladle
- separation
- layer
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Description
1one
Изобретение относитс к области черной металлургии, в частности к производству ферросплавов .The invention relates to the field of ferrous metallurgy, in particular to the production of ferroalloys.
Известен сиособ получени силикомарганца, где разделение шлака и металла производитс следующим образом: силикомарганец выпускают в стальной ковш со Шлаковым гарнисажем и ковш со шлаком выдерживают 40-60 мин дл воплывани карборунда и графита, далее перед разливкой шлак из ковша сливают , и Поверхность сплава очиш,ают от остатков шлака.The known method of producing silicomanganese is where the separation of slag and metal is performed as follows: the silicomanganese is released into a steel ladle with a slag crust and the slag with slag is kept for 40-60 minutes to form carborundum and graphite Slag residues.
Целью изобретени вл етс снижение количества шлаковых включений в слитках металла и сокраш,ение количества сепарируемого шлака при одновременном снижении потерь металла со шлаком.The aim of the invention is to reduce the amount of slag inclusions in metal ingots and the reduction of the amount of slag to be separated while reducing the loss of metal with slag.
Это достигаетс путем слива в шлакованный ковш перед выпуском в него из печи шлакометаллического расплава контактного сло шлака и последуюш,его слива в этот же ковш 1-3% выпущеиного из печи металла.This is achieved by draining the slag ladle before releasing the contact slag layer from the slag-metal melt from the kiln and then pouring 1-3% of the metal released from the kiln into the same bucket.
В электродуговой печи из шихты вьиплавл ют ферросплав, на пример рафинированный феррохром с содержанием 65-75% Сг, остальное железо и примеси. Иосле Окончани плавки шлакометаллический расплав выпускают в ошлакованный ковш. Затем 10-50% П1лака сливают в чистый стальной ковш дл его ошлаковани . Далее шлак до контактного In an electric arc furnace, ferroalloy is melted from a mixture, for example refined ferrochrome with a content of 65-75% Cr, the rest is iron and impurities. After the end of the smelting, the slag-metal melt is released into the slagged ladle. Then 10-50% of P1 lac is drained into a clean steel ladle for slagging it. Next, slag to contact
сло сливают в шлаковни и направл ют в отвал. В шлаке, слитом в ковш дл ошлаковапи , и в шлаковни (80-90% от обшего количества жидкого шлака) корольков металла не содержитс . Затем в ошлакованный ковш последовательно сливают контактный слой шлака и после него 1-3% металла, выпуш,ениого из печи. При сливе в ошлакованный ковш (т. е. в ковш наполненный жидким шлаком) контактного сло шлака происходит разрушение сло за счет перемешивани его с шлаком. Осаждение капель металла происходит в Процессе слива 1-3% выпушенного нз печи металла. Струи металла усваивают жидкие металлические кайли. Скорость осаждени струй металла значительно превышает скорость осаждени шпинелей и весь металл оседает в нижие части ковша, а освобожденные от капель металла частицы ш,иииелей оседают на поверхности осажденного металла. Ошлакованный ковш со слитым в него контактным слоем шлака и 1-3% металла став т под выпуск расплава из печи за 1-2 час до выпуска. За это врем осажл.енный металл в ковше затвердевает в монолитный слиток, который служит дополнительным зашитным слоем от нробиванн шлакового гарниссажа струeii вЫПускаемого из печи металла и проедани им днипда ковша. В дальнейшем при сепарации гарнпссажа слиток ичплекаетс полиостыо без потерь. Поеле елипг из ковша е тасплавом в ошлакованный ковш 1-3% металла в KOBHie с расплавол ж :дкого лглака ife остаетс , остйетс только жндкнй металл, который разливают в нзложницы. В нолучеиных слнтках металла колк;ест;зо шла1ковых включени сокращаетс в 2---5 раз. После разливк1 металла гарннсса):: ковша иап11аБл етс г, н.ех сенп|: аили1, где п Ючзсодитс разделение металла н HI:I:м-.а ra)iHicc;i жа в твердом виде. Количество сеиари)-смоIo шлака составл ет ЗЭ --50% от веса Bcei-o 1плака, нолучеиного за нлавку. Контактны сло Н1лака соде):-кит 1-5% капель мета.тла и нон ошлаковакии ксшиа такнм шлако.м (нлн сл1ьве этого 1нлака в нктаковнн ) этот металл практически весь тер етс . Поэтому отилакованле ковньа производ т шлаком, не еодержащим канель металла. Слив в ошлакованный ковш 1-3% металла можно иролзводнть только после слива контакткого сло . При одновременном сливе контактного сло и мета.тла последпнй сразу оседает п не нронзводнт осажд.енн каиель металла , 1-аход щихс в контактно слое. В дальнеЙ11ем эти капли металла ise нзвлекаютс н вл ютс -безвозвратными потер ми. Как установлено онытом, нрн слнве 1-3% металла из ковша с раснлавом сливаетс практнчееки весь шлак п осаждаютс все капли мет;;лла, что дает возможнс сть значительно снизить количество шлаковых включений в слитках мета.тла i-i снизить гиугсрн мета.тл;.. ео шлаком. Слив в ошлакованный товт свыше 3% от количества металла прИБОдит к увеличению оборотного металла, т. е. к уменьшению нроизводнтсльноети нечи и увел1 ченню потерь мета.ллл. При еливе металла в количестве менее 1 % нмак олиостыо из KOBHia не удал етс , что приводит к увеличению в слитках пллаковых ). кроме того, Л1еталла недостаточно дл осаждени мета.тлических капель , иаход щихе в ко 1тактиом елое шлака, что нривод;гт к увеличеиию потерь металла со шлаком. Ф о ; м у л а и з о б 5 е т е п и Сиособ разделени металла н шлака при выплавке силнкотермических ферроеплавов, вклю-1ающ1-п 1 ошлакопание стального ковша, выиуск в ковш из нечи шлакометаллического расилава, слив из ковша , разливку металла в ошла соваиный ковш н носледу;ощую сенаранию шлакового -арнпссажа ковша, о т л и Ча ю с тем, что, с целью снижени колнчества шлаковых включений в слитjiax металла и сокраи:,ени ко;(ичества сепарируемого шлака при одновременном снижении нотерь металла со шлаком, в ошлакованный ковш перед выпуском в него расплава заливают контактный с металлом слой шлака, а затем I-3% выи Чце1-1пого из печи металла.the layer is poured into slags and sent to the dump. In the slag that has been drained into the slag for the slag, and in the slag (80-90% of the total amount of liquid slag) the metal beads are not contained. Then the slag contact layer is successively poured into the slag ladle and after it 1-3% of the metal that has been exhausted from the furnace. When the slag ladle is drained (i.e., into a ladle filled with liquid slag) of the contact slag layer, the layer is destroyed by mixing it with the slag. The precipitation of metal droplets occurs in the process of draining 1-3% of the metal that has been blown out from the kiln. Jets of metal absorb liquid metal Kylie. The deposition rate of the metal jets significantly exceeds the spinel deposition rate and the whole metal is deposited in the lower parts of the ladle, while the particles,, and IIei released from the metal droplets settle on the surface of the deposited metal. A slagged ladle with a contact layer of slag poured into it and 1-3% of the metal is placed under the melt outlet from the furnace 1-2 hours before the release. During this time, the precipitated metal in the ladle hardens into a monolithic ingot, which serves as an additional protective layer from the crushed slag garnish of the metal extracted from the furnace and blown off the bottom of the ladle. Subsequently, during the separation of the garnssage, the ingot is impregnated without loss of polostio. In the case of a scoop from a scoop into a slag-covered ladle of 1-3% of metal in KOBHie with the melt: the ignaceous ife remains, only the metal is left, which is poured into compresses. In the trap of metal kolk; eats; zooglu inclusions is reduced by a factor of 2–5. After casting metal garnns)): a ladle and 1111Pains g, n.ex sen |: aili1, where n is divided metal separation n HI: I: m-aa a) iHicc; i j in solid form. The amount of seiari-smoIo slag is ZE - 50% of the weight of Bcei-o of 1plc, but not for a point. Contact H1laka Soda): - a kit of 1-5% drops of meth. Tal and non-slag kssia taknm slag.m (not found in this 1lac in nctack) this metal is almost completely lost. Therefore, the scrub is produced by slag that does not contain a metal cannel. Drain into the slag ladle 1-3% of the metal can only be diluted after draining the contact layer. When the contact layer and the meta layer are simultaneously drained, the sequel immediately settles n not nronzvodnt not besieged by metal, 1-occurring in the contact layer. In the far 11, these ise metal drops are recovered and are irretrievable losses. As established by law, 1-3% of the metal from the ladle is accumulated at the bottom of the ladle. Practically the whole slag is deposited from the ladle; all droplets of methane are deposited; this makes it possible to significantly reduce the amount of slag inclusions in the meta.tl ii bars to reduce the metagr of the meta.tl ;. with slag. Drainage into slagging tovt over 3% of the amount of metal increases the circulating metal, that is, reduces the production of some nets and increases the loss of meta.all. When the metal is consumed in an amount of less than 1%, the niobium kiosk from KOBHia is not removed, which leads to an increase in slab ingots). In addition, L1 metal is not enough to precipitate meta metallic drops, which are supplied to e-slag in 1 step, which leads to an increase in the loss of metal with slag. F o; M u l a and z o b 5 e tep and Siobos of separation of metal n slag in the smelting of high-temperature ferroalloys, including-1uchch1-n 1 slagging steel ladle, vyyusk in the bucket of the smelt metal slag rasil, drain from the ladle, pouring metal into slag sovain bucket nosledu; I feel the stenching of the slag ––––––––––––––––––––––––, so that, in order to reduce the quality of the slag inclusions in the metal xiax and reduce:, cobalt; slagged ladle before melt is released into it contact with the metal layer of slag is poured, and then I-3% of the furnace is one of the first from the metal furnace.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU2003600A SU501081A1 (en) | 1974-03-11 | 1974-03-11 | The method of separation of metal and slag |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU2003600A SU501081A1 (en) | 1974-03-11 | 1974-03-11 | The method of separation of metal and slag |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU501081A1 true SU501081A1 (en) | 1976-01-30 |
Family
ID=20578087
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU2003600A SU501081A1 (en) | 1974-03-11 | 1974-03-11 | The method of separation of metal and slag |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU501081A1 (en) |
-
1974
- 1974-03-11 SU SU2003600A patent/SU501081A1/en active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101928847B (en) | Process for smelting magnesium alloy | |
CN101633974B (en) | Smelting process of ultra low oxygen steel | |
SU501081A1 (en) | The method of separation of metal and slag | |
CN113249647B (en) | Preparation method of weather-resistant steel for improving castability | |
JP2946155B2 (en) | How to use tundish continuously | |
CN107400836A (en) | A kind of magnesium metal calcium smelting reductive jar and its casting technique | |
CN112974738A (en) | Continuous casting microalloying production method | |
US3849117A (en) | Treatment of slags covering molten metals | |
US4570692A (en) | Methods of pouring metal | |
JP4687307B2 (en) | Hot metal desulfurization method | |
RU2201458C1 (en) | Method of modification of steel | |
RU2209840C2 (en) | Method of cleaning slag in electrical furnace | |
SU460314A1 (en) | The method of producing ferrosilicochrome | |
RU2124059C1 (en) | Processing copper-containing wastes by pyrometallurgical method | |
SU996461A1 (en) | Method for producing steel | |
SU1735381A1 (en) | Process for producing cast iron for thin-walled castings | |
SU773088A1 (en) | Flux method of producing low-silicon carbon ferromanganese | |
SU616042A1 (en) | Ingot making method | |
SU1735407A1 (en) | Method of impoverishment of converter slag in copper and copper-nickel making process | |
SU1224349A1 (en) | Briquette for cast iron inoculation | |
SU557119A1 (en) | Method of smelting siliceous ferroalloys | |
SU1071655A1 (en) | Method of preparing alumminium-magnesium alloys | |
RU2150515C1 (en) | Method of refining high-carbon metal melt | |
SU1463382A1 (en) | Method of modifying steel | |
RU2075516C1 (en) | Method for production of intermediate product for metallurgy process |